爆破装药量计算

露天矿爆破装药量如何计算

一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算：

q＝kW3

或 q＝kV－kaHW

式中：

a—孔距

q－每孔装药量，kg；

k－炸药单耗，kg/m3；

V－单孔爆破岩石体积。

W－最小抵抗线，m。

一次爆破总量按下式进行计算：

Q＝Nq－kV

总

式中：

Q－一次爆破炸药总量；kg；

N－一次爆破炮孔总数；

V－一次炮孔爆破总方量；m3。

二、深孔爆破装药量计算：

（一）单个深孔爆破时装药量计算：

正常情况下：

Q＝qaHW

d

当a≥W

d

时，以底盘抵抗线代替孔距；

Q＝qHW

d

2

当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替：

Q＝qaHW，

当W

d

与段高H相差悬殊时，

Q＝qaW

d H

1

式中：

H

1

－换算标高，m。

H

1＝W

d

/（0.7～0.8）

在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G 进行验算。

G＝g（L－Lr）

式中：

G－炮孔可能最大装药量，kg；

g－每米炮孔的可能装药量，kg/m；

L－炮孔长度；

Lr－填塞长度。

应满足：G≥Q即：

G（L－Lr）≥qW

d

aH

（二）多排孔爆破时装药量的计算：

多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。

Q

1

＝kqabH 式中：

Q

1

－第二排以后的各排每孔装药量，kg；

k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。

（三）倾斜台阶深孔装药量计

Q′＝qWaL 式中：

Q′－倾斜孔每孔装药量；

q－炸药单耗；

L－斜孔（不包括超深）长度，m。

倾斜深孔，超深部分药量应单独计算：

Q

c

＝ph 式中：

Q

c

－超深部分炮孔装药量，kg；

p－每米炮孔的装药量，kg/m；

h－超深。

（四）分段装药：

分段装药各分段装药量单独计算：

Q

1＝q

1

aW

1

2

Q

2＝q

2

aW

2

2

Q

3＝q

3

aW

3

2…

式中：

W

1，W

2

，W

3

－各分段的最小抵抗线，m。

爆破安全距离计算76471

爆破安全距离计算 Blasting safety distance calculation. 爆破中产生对人、设备、建筑物的主要危险有：爆破地震、空气冲击波、水中爆破冲击波、飞石、殉爆、有毒气体（炮烟）、噪音等，因此，必须做好安全措施，并保证足够的安全距离；而且，为了防止杂散电流、静电、射频电引起雷管、炸药的早爆事故，亦应做好安全工作。 1、爆破震动安全距离计算 选用GB6722-2003《爆破安全规程》确定公式：R=α/1'3)/(V KK Q ?。 R —爆破震动安全距离 Q —一次所允许起爆的最大装药量或毫秒延期起爆时的单段最大装药量 K 、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，见表1-1 K '—修正系数（在拆除爆破中引入此系数），K '=0.25～1，近爆源且临空面少时取大值，反之取小值 V —周围房屋安全允许震动速度，见表1-2 表1-1爆区不同岩性的K 、a 值 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2 表1-2爆破地震安全速度（V ）值 建筑（构）物 V （cm/s ） 土窑洞、土坯房、毛石房屋 1 一般砖房、非抗震的大型砖块建筑物 2~3 钢筋混凝土框架房屋 5

水工隧道 10 交通隧道 15 矿山巷道 围岩不稳定有良好支护 10 围岩中等稳定有良好支护 20 围岩稳定无支护 30 2、爆破空气冲击波安全距离计算 R K Q =，m 式中：R —爆破空气冲击波安全距离，m ； Q —装药量，kg ； K —与装药条件和爆破程度有关的系数。如表2-1。 表2-1系数（K ）值 破坏程度 安全级别 裸露药包 全埋药包 完全无损 1 50~150 10~50 偶然破坏玻璃 2 10~50 5~10 玻璃全破坏、门窗局部破坏 3 5~10 2~5 隔墙、门、窗、板棚破坏 4 2~ 5 1~2 砖石结构破坏 5 1.5~2 1.5~1 全部破坏 6 1.5 __ 注：炸药库的设置，空气冲击波对建筑物和人员安全距离，也按此式计算。 根据《爆破安全规程》规定：露天裸露爆破时，一次爆破的装药量不得大于20kg ，并应按下式确定爆破空气冲击波对在掩体内避炮作业人员的安全距离。 325R Q =，m 式中：R —空气冲击波对掩体内人员的安全距离，m Q —一次爆破的装药量，kg 。

露天装药量计算及最大安全距离计算

露天矿爆破装药量如何计算？ 一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV或kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq或kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下： Q＝qɑHWd 当ɑ≥Wd时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHWd2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当Wd与段高H相差悬殊时， Q＝qɑWdH1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝Wd/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G进行验算。G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。 应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qWdɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg；

k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Qc＝ph 式中： Qc－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 ... 式中： W1，W2，W3－各分段的最小抵抗线，m。 最大单响药量与距离 由或V=K(Q1/3/R)α推出Q＝R3（V/K）3/α 式中： V--振速，cm/s，（一般砖房安全允许振速为2.0-3.0，取2.0cm/s） Q--单响最大药量 R--安全距离，m， K，α--与岩性相关系数，对中硬岩石，取K=200，α=1.6 岩性 K a 坚硬岩石 50~150 1.3~1.5 中硬岩石 150~250 1.5~1.8 软岩石 250~350 1.8~2

露天矿爆破危害及预防

露天矿爆破危害及预防 王卫忠 （包钢集团巴润矿业公司） 摘要：露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 关键词：露天矿、爆破危害、预防。 Abstract: The open-air explosion hazards are seismic effect, blasting individual flying rocks, blasting toxic gases, explosive air shock wave and noise hazards. Controlled blasting is extremely important to prevent the harm. Key words:open-pit, blasting hazards, prevention. 0.引言 露天爆破的危害有爆破地震效应、爆破个别飞石、爆破有毒气体、爆炸空气冲击波和噪声等危害。爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物，个别飞石严重危害爆破作业人员及周边设备，爆破有毒气体对爆破人员及设备操作人员造成重大危害，空气冲击波与噪声对露天矿设备及人员也会产生特定危害。爆破时控制预防其危害极其重要。 1.爆破地震效应[1] 1.1 爆破地震效应 当药包在岩体中爆破时，邻近药包周围的岩石产生破坏，爆炸应力波传播一定距离后，它的强度迅速衰减，不能引起岩石的破坏，岩石质点只产生弹性振动，这种弹性振动以体积波和表面波的形式向外传播，造成地面的振动，即爆破地震效应[2]。 体积爆破地震波在岩体内部传播的主要是体积波，波可分为纵波和横波，传播速度快、频率高、衰减快，是爆破时造成岩石破裂的主要原因；在半无限岩体表面或岩层界面传播的波即表面波，表面波主要有瑞利波和拉夫波，其传授速度较慢、频率低、衰减慢、携带较多的能量，是造成地震破坏的主要原因。 爆破地震效应严重危害露天矿边坡稳定和周边建筑物。 1.2 爆破震动的安全距离 爆破震动的安全距离指爆破后不至引起被保护对象破坏的爆心至被保护对象的最离。由于地震波的传播过程非常复杂，影响因素也很多，很难从理论上进行精确的，一般都是由试验或经验公式计算。

爆破参数计算

6.4中深孔爆破参数的选择和装药量计算 （1）台阶高度：5-15m 。 （2）孔径D ：90mm 。 （3）单位炸药消耗量q 与岩石坚硬程度的关系列于下表（本矿体普氏硬度为10～12） 取q=0.45kg/m 3 （4）底盘抵抗线 采用过大的底盘抵抗线会造成根底多，大块率高，后冲作用大；过小则不仅浪费炸药，增大钻孔工作量，而且岩块易抛散和产生飞石危害。底盘抵抗线的大小与钻孔直径、炸药威力、岩石可爆性、台阶高度和坡面角等因素有关，在设计中可用类似条件下的经验公式来计算。 ① 根据钻孔作业的安全条件 B Hctga W +≥1 式中： W1—底盘抵抗线，m 。 H —台阶高度，m ； α—台阶坡面角； B —从钻孔中心到坡顶线的安全距离,一般B=2.5～3m 。 ② 按每孔的装药条件 mq W τ??=78.0D 1 式中：D —孔径，dm ； ?—装药密度，g/ml ； τ—装药系数，一般为0.6～0.8； m —炮孔密集系数，一般为0.8～1.3； q —炸药单耗（根据工程实际需要选择）； ③按炮孔直径确定 d W )45~25(1= 取W 1=4m （优化取值） （5）超深h 超深h (m)是指钻孔超过台阶底盘水平的深度。若超深过大，将造成钻机和炸药的浪费。同时还将增加爆破动强度和底盘的破坏。根据经验，超深可按下式确定：

1)35.0~15.0(W h = 或 H h )2.0~1.0(= 式中：1W —底盘抵抗线，m 。 当岩石松软时取小值，岩石坚硬时取大值。对于要求特别保护的底板，应将超深取负值。 （6）孔距a 孔距按下式计算： a ＝m ×W1 m 为炮孔密集系数，一般为0.8～1.3 取a=3.5～4m （7）排距b b ＝（0.8～1）×a 取b=2.5～3m （8）孔深L 垂直孔： L ＝H ＋h ， 倾斜孔： L ＝（H ＋h ）/Sin α α为炮孔倾角； （9） 填塞长度LT 堵塞长度LT (m)是指装药后炮孔的剩余部分作为填塞物充填的长度。合理的堵塞长度应从降低爆炸气体能量损失和尽可能增加钻孔装药量两个方面考虑。堵塞长度过长将会降低延米爆破量，增加钻孔费用，并造成台阶上部岩石破碎不佳；堵塞长度过短，则炸药能量损失大，将产生较强的空气冲击波、噪声和个别飞石的危害，并影响钻孔下部破碎效果，常用的经验公式为 ???=≥（倾斜孔）垂直孔或11T T )0.1~9.0()()8.0~7.0(L L W W W 或 LT ＝（20-40）D （m ） （10）单孔药量Q ： 单排孔爆破或多排孔爆破的第一排孔的单孔装药量按下式计算： H qaW Q 1= 多排孔爆破时，从第二排孔起，以后各排孔的单孔装药量按下式计算： kqabH Q = 式中：K — 考虑受到前面多排孔的矿岩阻力作用的增加系数k ，一般取1.1~1.2；

炮孔布置装药量计算

水工隧洞施工 水工隧洞施工的主要内容是开挖、出渣、衬砌或支护、灌浆工作等。常用的开挖掘进方法为钻孔爆破法，也有采用掘进机直接开挖的。衬砌和支护的型式，常用现浇钢筋砼以及喷锚支护。隧洞灌浆的目的是为了加固围岩或充填衬砌与围岩之间的空隙。 钻爆法开挖掘进的施工过程为测量放线、钻孔、装药、爆破、通风散烟、安全检查与处理、装渣运输、洞室临时支护、洞室衬砌或支护、灌浆及质量检查等。同时还需要进行排水、照明、通风、供水、动力供电等辅助作业，以保证隧洞施工的顺利进行。 上述各项工作，绝大部分是在地面以下，施工场地狭窄的情况下进行的，施工干扰大，劳动条件差，施工组织复杂，安全问题突出。如果遇到不良的地质和水文地质情况，如大的断层和破碎带、大的溶洞和地下暗河、高压含水层等，将严重影响施工进度和安全。正确处理安全、质量、进度和经济的关系，采用有效的机械设备与新的施工技术，加强安全措施，严密组织施工。 第一节隧洞开挖 一.开挖方式 隧洞开挖方式有全断面开挖法和导洞开挖法两种。开挖方式的选择主要取决于隧洞围岩的类别、断面尺寸、施工机械化程度和施工水平、合理选择开挖方式对于加快施工进度，节约投资，保证施工安全和施工质量均有重要的意义。 （一）全断面开挖法

是在整个断面上一次钻爆开挖成型。在隧洞断面不大，围岩稳定性好，不需要临时支护或局部支护，又有完善的机械设备时，可采用这种开挖方式。全断面开挖上午净空面积大，个工序相互干扰小，有利于机械化作业，施工组织较简单、掘进速度快。但这种方式受到机械设备、地质条件和断面尺寸的限制。全断面开挖又分为垂直掌子面掘进和台阶掌子面掘进两种。 （二）导洞开挖法 导洞开挖法就是先开挖断面的一部分，称为导洞，然后开挖至整个设计断面。这种开挖方式，可利用导洞进一步了解和掌握地质情况，并在扩大开挖时增大爆破临空面，提高爆破效果。根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进法和并进法两种。 根据导洞在横断面位置的不同有下导洞、上导洞、中导洞、双导洞等；1.下导洞开挖法，导洞布置在断面的下部，又称漏斗棚架法； 2.上导洞开挖法，对称顶拱掘进法，常用的“上导洞边挖边衬，先拱后墙衬砌法”。 二.导洞的形状和尺寸 导洞一般采用上窄下宽的梯形断面，这样的断面受力条件较好，也便于利用断面底角，布置风、水、电等管线。 三.炮孔布置和装药量计算 （一）炮孔布置布置在开挖面上的炮孔，按其作用不同为掏槽孔、崩落孔和周边孔等三种。 1.掏槽孔布置在开挖面中心部位，首先炮出一个小的槽穴，其作

爆破计算公式

6.6 爆破参数与爆破图表 6.6.1 爆破参数 （1）单位炸药消耗量 3，对应断面面积S＝＝0.7～2.5kg/m按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K22，硬质砂岩，岩石完整性?=3～64m，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定～20m3，因小导洞开挖后凌空面较大，kg/m＝1.8进尺1.5米左右。为了确 保掏槽效果小导硐取K3kg/m＝K1.1同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取。（2）每循环爆破总药量的确定 依据Q＝K×L×S (43) 式中：Q：每循环爆破总装药量（kg）； 3）；K：炸药单耗量（kg/m L：爆破掘进进尺（m）；2）。：开挖断面面积（m S小导硐： 32，，导洞开挖面积S=7.5m，L＝8K＝1.kg/m1.5m Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg 次导硐： 32，.467m，L＝1.5m，导洞开挖面积S=K＝1.1 kg/m Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg 扩挖至设计界面： 32，m 34.21 kg/m，导洞开挖面积，L＝1.5mS=1.K＝Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg （3）单段最大装药量计算 3/α3来确定单段药量初始值。）V/KQ=R采用目前国内常用的经验公式：（R-爆 破振动的安全距离， V-保护对象所在地质点振动安全允许速度， K、α-与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数 因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K＝120，α＝2.0，以最近点居民房（危房）的振速要求为条件，考虑到电子三所的爆破振动影响，按文物要求V＝0.5cm/s，R取25米计算。 Q＝4.2kg 周边施打减震孔可以减震30％～50％，取30％，即单段最大爆破药量为4.2×1.3＝5.46kg，小导硐按此药量进行钻爆设计。 次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大，减振效果较好，主要由单段最大药量控制，与总药量无关，按减振50％考虑，即单段最大爆破药量为5.46×1.5＝8.2 kg，按此药量设计。 6.6.2 爆破图表 小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29和表2~4。

露天爆破装药量

一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或q＝kV－kɑHW 式中： q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq－kV总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V总－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下：Q＝qɑHW d 当ɑ≥W d时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHW d2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qɑHW， 当W d与段高H相差悬殊时， Q＝qɑW d H1 式中： H1－换算标高，m。 H1＝W d/（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G 进行验算。 G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。

应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qW dɑH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。 Q1＝kqɑbH 式中： Q1－第二排以后的各排每孔装药量，kg； k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计算 Q′＝qWɑL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Q c＝ph 式中： Q c－超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q1＝q1ɑW12 Q2＝q2ɑW22 Q3＝q3ɑW32 … 式中： W1，W2，W3 -------各分段的最小抵抗线，m

爆破作业计算

爆破作业 一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算，计算式为：Qm=R3Vkp/K2/3 式中：Qm——最大一段允许用药量 Vkp——震速安全控制标准 R——爆源中心至震速控制点的距离 K——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。 ⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据，选用楔型掏槽。这样不仅可以有效的控制震动速度，而且容易掏出槽来，且能使掏槽的单段用药量减小。 ⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用，雷管跳段使用，其时差控制在100ms左右。 ⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行，根据本巷道的地质情况及工期要求，循环进尺控制在0.75～1.2m范围内。 ⑸爆破参数的选定 爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定，并经现场试验进行检验调整。 ①炮眼深度L 以循环进尺作为炮眼深度，掏槽眼加深20。 ②炮眼数目N按照下式计算确定炮眼数量， N=K×S×L/L×n×r 式中N——炮眼数目，个

K——单位炸药消耗量 kg/m3 L——炮眼深度， n——炮眼装药系数 r——炸药的线装药密度 S——开挖断面积，m2。 以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。 ③炮眼布置 先布置掏槽眼、周边眼，然后是地板眼、内圈眼、二台眼，最后布置掘进眼。周边眼布置经验计算式如下： 间距：E=8-12d d为炮眼直径，cm 抵抗线：W=1.0-1.5E，cm 装药集中度：q0.04-0.19kg/m ④一次爆破总装药量的计算： Q=K×S×L Kg 式中K——炸药单耗； S——开挖断面积； L——炮眼深度； Q——一次爆破的总装药量。 ⑤单眼装药量的计算 周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算：

隧道爆破设计计算

Ⅳ级围岩爆破设计 工程概况 大瑶山隧道位于广东省乐昌市的庆云镇至两江镇的九峰河，隧道全长 10331m，隧道以碳酸盐岩和碎屑岩为主，隧道内考虑到断裂带、部分浅埋段岩体 2风化、破碎等，隧道围岩多为Ⅳ级。隧道穿越地区有断裂构造，围岩较为破碎， 裂缝较发育，断裂带附近易富水，岩溶水赋水性为中等，碎屑岩及浅变质岩属含 水丰富的基岩裂隙水含水层，所以地下水较发育。隧道断面设计为马蹄型，跨度 B=，高为H=。 爆破方案选择 为了保证隧道的开挖质量，又能加快施工速度，缩短工期，故IV级围岩实 施爆破区段采用上、中、下三台阶开挖的光面爆破方案，由于围岩较为破碎，所 以采用段台阶法，实现及早支护封闭。由于采用三台阶的开挖方法，所以每循坏 进尺的爆破工作都要分成三部分完成的。对于一个开挖断面，先对上台阶进行爆 破开挖、出渣，当上台阶向前开挖推进一定距离后，再对中、下进行爆破作业，应尽量减少相邻两个工作面之间施工相互干扰。每月施工28天，采用2班循环 掘进平行作业，月掘进计划进尺为120m。 爆破参数选择 (一)上台阶参数计算 (1)炮眼数N 断面炮眼数是受多个因素限制，它和爆破作业面积、围岩等级等因素有关。炮眼 数目N可根据式（4-1）计算得出： (4-1) 式中，q—炸药消耗量，一般取~ 实际根据表4-1选取:

,,,。 S—爆破作业的面积，由开挖断面图可知，IV 级围岩开挖断面 ， 上台阶断面积为，中台阶断面积，下台阶断面积；仰拱断面积。 —系数，根据表4-3取值，选取时要综合考虑各类炮眼,上台阶取； —药卷的炸药质量，2号岩石铵梯炸药的每米质量见表4-2；本工程中取； 根据上式计算得出，上台阶炮眼数为N1109个，中台阶炮眼数为N2102个，下台阶炮眼数为N394个，仰拱炮眼数为N425个。 表4-1 隧道爆破单位耗药量（） 开挖部位和掘进断面积/围岩类别 ⅣⅤⅢⅣⅡⅢI 单自由面 4—6 7—9 10—12 13—15 16—20 40—43 多自由面扩大挖底 表4—2 2号岩石铵梯炸药每米质量值 药卷直径32353840444550 (kg/m)

穿孔爆破专题

6露天矿穿孔爆破（专题） 露天矿穿孔爆破时生产中的第一道工序。本设计中，因矿岩的硬度不能直接挖掘，因此必须采用露天深孔爆破对矿岩松动。 6.1穿孔设备的选择及需要量的计算 穿孔设备主要根据矿岩物理学性质、矿岩生产能力，选择不同型号的潜孔钻机或牙轮钻机。 6.1.1钻机选型 设计矿山规模为45万t/a ,属中型矿山，宜用深孔钻机，岩石为矽卡岩、片岩，中等稳固，f=1~7，矿岩断层,裂隙发育，虽然潜孔钻机单位钻孔成本较高，但潜孔钻机能量损失少(冲击器活塞直接撞击在钻头上)，噪声小（冲击潜入孔内工作），节省动力（冲击器排出的废气可用来排渣），钻杆使用寿命长，与牙轮钻机相比，潜孔穿孔轴压小，钻孔不易倾斜；工作气压高，回转扭矩大，凿岩效率高，性能可靠：钻机轻，设备购置费用低；钻孔方位广，调节灵活，定位准确。穿孔设备需要量主要根据钻孔的生产能力和矿岩生产能力计算，另外参考类似矿山昆阳磷矿的应用经验，故初步设计采用的主要钻孔设备为直径200mm的KQ-200型潜孔钻机。 6.1.2钻机需求量计算 （1）钻机的台班生产能力 V b V b = 0.6VT bηb（6-1） ＝0.6×30×8×0.4=57.6 m∕(台·班) (2) 钻机的需求数量 N 露天矿所需钻机数量取决于矿山设计年采剥总量、所选钻机年穿孔效率与每米炮孔的爆破量。 N = A n ∕[L·q (1－e)] （6-2） = 12486937/[44550×100×(1-3%)]=0.9取N= 1台 式中：

符号符号意义单位取值备注 V b台班生产能力m/(台·班) 100.8 V 钻机机械钻进速度cm∕min 30 查钻机相关参数 得18m/h T b班工作时间h 8 η 班工作时间利用系数0.7 一般为0.7~0.8 b N 所需钻机数量台 2 A n矿山设计年采剥量万t/a125 100×(1+5.53× 1.3) L每台潜孔钻年穿孔效率m∕a 32310 L= 75×3×330× 0.6 q 每米炮孔爆破量t∕m 100 参考《露天采矿 学》类比国内矿山 e 废孔率% 3 一般小于5% 6.1.3钻机相关指标 表6—1 钻机相关指标 钻机型号KQ-200型潜孔钻机。 孔径200mm 台班生产能力57.6 m∕(台·班) 废孔率3% 班工作时间利用系数0.8 钻机穿孔效率系数0.6 钻机需要量 2 台（1台备用）6.2爆破工作 6.2.1深孔爆破设计的基本要求 1、设计依据 （1）《爆破安全规程》(GB6722—2003) （2）《民用爆炸物品安全管理条例》(国务院令466号) （3）公安部《爆破作业人员安全技术考核标准》GA53-93； （4）国家和地方政府颁布的有关技术规范和法规。

爆破参数设定

露天深孔爆破时选择的爆破参数是否合理，直接影响爆破效果和安全，因此，必须根据具体条件和要求，进行认真全面的分析和综合考虑，确定出合适的孔径、孔深、孔距、抵抗线、装药量和爆破顺序等参数。 （1）孔径和孔深。孔径主要依据爆破高度（露天矿的台阶高度）、钻孔设备、岩石性质、炸药品种和爆破要求确定。例如，在露天采矿中，如果采用潜孔钻机，孔径通常可取150~250MM；采用牙轮钻机和钢绳冲击式钻机时，孔径可取250~300MM。孔深由要求的爆破高度加上一定量的超深而定。深孔爆破时，如果小于或等于要求的爆破高度，相邻炮孔的爆破漏斗必将高于底板，出现根底。因此，孔深必须超过台阶高度一定深度，以便降低装药中心位置，从而减少或消除根底，保证爆后台阶的平整。超深值主要依据岩石性质、台阶高度、孔距、排距、地形条件和炸药种类来确定。露天矿中，一般按底盘抵抗线来计算，即超深（0.15~0.25）%；岩石松软、层理发达时，取小值；岩石坚硬时取大值。但要注意超深也不能太大，否则会将底板或下一台阶的顶部破坏。 （2）抵抗线。在露天深孔爆破中，为了便于计算，常用底盘抵抗线代替最大抵抗线。底盘抵抗线是指炮孔中心至台阶坡底线的水平距离。底盘抵抗线是影响爆破效果的重要因素。底盘抵抗线过大，根底较多；过小，不仅增大了工作量，而且还多浪费炸药。因此，计算底盘抵抗线时，应根据台阶高度、岩石性质、炮孔和炸药的直径及钻机的安全性等全面衡量，确定出合理的数值。一般可用以下经验公式

确定％值的系数取值应根据台阶高度与矿岩坚固性选取。台阶高度越小，矿岩坚固性越大，取较小值，反之取较大值。 （3）孔距与排距。孔距^是指同一排炮孔中相邻两个炮孔的中 心线间的距离。排距6是指相邻两排炮孔间的距离。孔距与排距直接影响爆破效果和安全。孔距和排距过小不但钻孔工作量大，而且药量集中于炮孔底部，爆破后台阶底部矿岩爆堆抛掷过远，容易造成将设备埋住、砸坏设备等事故。相反孔距与排距太大，容易出现根底、硬帮、大块多等现象，不仅浪费炸药，还影响正常生产。选择孔距与排距时，除根据底盘抵抗线、爆破高度（台阶高度）、孔径、炸药品种外，还要考虑岩石性质、地质条件及岩层含水程度等情况，并在施工中不断加以调整。孔距值可用底盘抵抗线％和炮孔邻近系数M的乘积来计算。 （4）炮孔装药量。计算深孔爆破炮孔装药量时，首先要确定合理的炸药单位消耗量，这是直接影响爆破效果及安全的主要因素之一。据目前露天深孔爆破的实际情况来看，因现场的条件不一样，还没有精确和统一的计算方法，一般情况都是根据下列几种具体条件来综合考虑，并在爆破后通过爆堆情况、岩石破碎程度等进行调整：1）岩石性质和地质条件。不同的岩石其坚固性也不相同，一般情况下，越坚硬的岩石越难爆破。但是有的岩石虽然很硬，因节理发育，韧性差，却容易爆破；同样，有的岩石虽然较软，因含水性强、弹性好，却又难以爆破。因此，一般情况下岩石坚硬时，应适当将炸

露天矿爆破经典设计

露天台阶中深孔爆破设计说明书 设计：（作业） 设计审批： 计划审核：（成绩） 评语： 施工爆破时间：______年__月__日__时__分

一、爆破作业任务书 编号：NO. 2011-10-23-802 ?……………………………………………………………………………………………………………… 四、爆破任务书回执单 编号：NO. 2011-10-23-802 作业时间 爆破孔数 40 剩余孔数 0 作业地点 实际孔深 9.2 实际空网 原因： 回执人： 注：请现场负责人在作业后，将此回执单当日反馈到技术组。原因一栏中填写未完成原因，若完成填 作业地点 作业队别 现场负责人 作业时间 爆破次序 现场指挥 南帮944水平 二队 2-3 2 注意事项 影响爆破因素 安全防护措施 作业要求 1、作业方向：要按挖掘机采掘方式和掘进方向安排爆破工作，以准备充足的爆量，满足挖掘机需求。 2、作业环境： 孔内有水、作业设备 3、其他要求：连续装药 、向南平推放 岩性 孔径 孔网参数 设计孔深 药种 起 爆材料 炸药单耗 g/m 3 单孔装药量（kg ） 填塞长度（m ） 起爆方式 起爆网络 爆破孔数及起爆药包 （个） 总耗药（吨） 爆破量（m 3 ） 煤 220 a=8.42m b=7.65m 9.2m 乳化炸药 导爆管 210 108.21kg 124.45kg 5 反向 逐孔 40 4.85t 1.02×105万m 3 本 次技术交底 1、爆破作业人员必须严格遵守安全操作规程和作业规程。 2、每个爆破现场要有专人负责指挥和组织警戒工作，爆破区上下盘和本盘路口必须设警戒，禁止设备和无关人员闯入爆区。 3、爆破前要认真检查爆破区域内，若有故障设备、变压器、电缆及电缆箱、井和水管、GPS 等障碍物，要联系解决。凡自己不能处理的，必须向领导汇报。 4、起爆前必须令其他非爆破人员和作业设备撤到安全距离以外。 5、必须检查炮区，有拒爆现象，要及时处理。 6、爆破后必须清理炮区火工品，防止流失。 7、爆破质量要保证无大块、无拉底、无伞檐，有问题要及时汇报。

露天矿山爆破工作要求

【1G415023】露天矿山爆破工作要求 1、背景 某露天铁矿设计生产能力为年采出矿石150万t。采用中深孔台阶爆破开采矿石，设计台阶高度12m。矿石生产过程中遇到的主要问题是边坡平整度差，稳定性不好，因为临近边坡爆破过程中产生的地震波对已形成的边坡具有一定的破坏作用，而且也直接影响着正在形成边坡的稳定性。 2、问题 1、露天矿中深孔台阶爆破设计的主要内容有哪些？ 2、采取哪些措施，来减小爆破震动对已形成边坡和正在形成边坡 稳定性的影响？ 3、露天中深孔爆破现场管理的内容主要有哪些？ 3、分析与答案 1、露天矿中深孔台阶爆破设计的内容包括： 爆破设计方案选择，爆破参数选择与装药量计算，装药、填塞和起爆网路设计，爆破安全距离计算，安全技术与防护措施，材料消耗和主要技术经济指标等。图纸应包括爆破环境平面图，爆区地形、地质图，台阶三面或两面投影图，装药和填塞结构图，起爆网路敷设图，爆破安全范围及警戒布置图等。 其中设计计算的内容主要包括：台阶要素设计、钻孔形式设计、布孔方式设计、爆破参数设计、装药结构、药量计算。 2、该露天铁矿边坡经常因为爆破而破坏，稳定性较差，因此需要 采取减小爆破震动的措施来保持边坡稳定，具体的措施有：首先要采取预裂爆破，预裂炮孔的间距不宜过大。同时为了降低炸药对岩石作用的强度，预裂孔宜采取分段间隔装药， 和不耦合装药结构，为此需要加大钻孔直接。一般深孔大直径 台阶爆破连续装药的钻孔直径为50~110mm，对该矿可进行试

验，在150mm、170mm、200mm和250mm的孔径中进行选取，来确定爆破效果好的、合理的不耦合系数。 另外，也可选取爆炸威力较小的炸药进行预裂爆破，同时需要减小预裂炮孔的间距。 3、露天深孔台阶爆破现场管理的内容主要涉及： （1）爆炸物品运输。民用爆炸物品运输应采用专业运输车辆。 （2）爆破现场清理。露天矿山中深孔爆破前应对周围自然条件和环境状况进行调查，了解不利于安全的环境因素， 采取必要的安全防范措施。爆破作业边界 （3）穿孔作业。穿孔作业必须按照设计施工，孔网参数应符合设计要求，严禁打残眼。装药之前要验孔，并对第一 排钻孔的最小抵抗线进行测定，不符合设计要求的要及 时调整装药量和装药结构。 （4）装药、填塞和爆破网路敷设。爆破作业必须按照爆破设计和爆破说明书进行；装药作业前，应当由技术人员进 行技术交底；爆破员应清楚和熟悉装药方式、结构和装 药量；爆破工程技术人员必须在现场负责指导和监督。 装药、填塞和爆破网路敷设均要符合设计要求。进行爆 破器材加工和爆破作业的人员不得穿戴能够产生静电的 衣物。 （5）起爆。在起爆前后要发出3次信号，信号包括声音信号和可视信号。第一次是预警信号。第二次是起爆信号。第 三次是解除信号，爆破后超过15分钟，检查人员进入爆 破现场进行检查，确认安全后发出。 （6）在遇到雷电、暴风雪、大风、大雾天气时，爆破作业应当停止，所有人员撤离到安全地带。

爆破装药量计算

露天矿爆破装药量如何计算 一、浅孔爆破每孔装药量可按体积公式计算： q＝kW3 或 q＝kV－kaHW 式中： a—孔距 q－每孔装药量，kg； k－炸药单耗，kg/m3； V－单孔爆破岩石体积。 W－最小抵抗线，m。 一次爆破总量按下式进行计算： Q＝Nq－kV 总 式中： Q－一次爆破炸药总量；kg； N－一次爆破炮孔总数； V－一次炮孔爆破总方量；m3。 二、深孔爆破装药量计算： （一）单个深孔爆破时装药量计算： 正常情况下： Q＝qaHW d 当a≥W d 时，以底盘抵抗线代替孔距； Q＝qHW d 2 当台阶坡面角小于55°时，应将底盘抵抗线用最小抵抗线代替： Q＝qaHW， 当W d 与段高H相差悬殊时， Q＝qaW d H 1 式中： H 1 －换算标高，m。 H 1＝W d /（0.7～0.8） 在用上述公式计算每孔装药量时，还需用每孔最大可能装药量G 进行验算。 G＝g（L－Lr） 式中： G－炮孔可能最大装药量，kg； g－每米炮孔的可能装药量，kg/m； L－炮孔长度； Lr－填塞长度。

应满足：G≥Q即： G（L－Lr）≥qW d aH （二）多排孔爆破时装药量的计算： 多排孔爆破时，第一排孔装药量计算同上，第二排起，装药量应有所增加。 Q 1 ＝kqabH 式中： Q 1 －第二排以后的各排每孔装药量，kg； k－岩石阻力夹制系数，采用微差爆破时，取k＝1.0～1.2，采用齐发爆破时，取k＝1.2～1.5，第二排孔取下限，最后一排孔取上限。 （三）倾斜台阶深孔装药量计 Q′＝qWaL 式中： Q′－倾斜孔每孔装药量； q－炸药单耗； L－斜孔（不包括超深）长度，m。 倾斜深孔，超深部分药量应单独计算： Q c ＝ph 式中： Q c －超深部分炮孔装药量，kg； p－每米炮孔的装药量，kg/m； h－超深。 （四）分段装药： 分段装药各分段装药量单独计算： Q 1＝q 1 aW 1 2 Q 2＝q 2 aW 2 2 Q 3＝q 3 aW 3 2… 式中： W 1，W 2 ，W 3 －各分段的最小抵抗线，m。

爆破安全距离计算

爆破安全距离计算 一、一般规定 各种爆破、爆破器材销毁以及爆破器材仓库意外爆炸时，爆炸源与人员和其他保护对象之间的安全距离，应按各种爆破效应（地震、冲击波、个别飞散物等）分别核定并取最大值。 二、爆破地震安全距离 （一）一般建筑物和构筑物的爆破地震安全性应满足安全震动速度的要求，主要类型的建（构）筑物地面质点的安全震动速度规定如下： 1、土窑洞、土坯房、毛石房屋 1.0 cm/s V—地震安全速度，cm/s； m—药量指数，取1/3； K、α—与爆破点地形、地质等条件有关的系数和衰减指数，可按表1选取。或由试验确定。 表1 爆区不同岩性的K、α值 （三）在特殊建（构）筑物附近或爆破条件复杂地区进行爆破时，必须进行必要的爆

破地震效应的监测或专门试验，以确定被保护物的安全性。 三、爆破冲击波安全距离 （一）露天裸露爆破时，一次爆破的炸药量不得大于20kg，并应按式（2）确定空气冲击波对掩体内避炮作业人员的安全距离。 —空气冲击波对掩体内人员的最小安全距离，m； 式中：R k Q—一次爆破的炸药量，kg；秒延期爆破时，Q按各延期段中最大药量计算； 3）计算。 式中：R—水中冲击波的最小安全距离，m； Q—一次起爆的炸药量，kg； —系数，按表4选取。 K 表4 K 值 （六）在水深大于30m的水域内进行水下爆破，水中冲击波安全距离，通过实测和试

验研安确定。 （七）在重要水工、港口设施附近或其它复杂环境中进行水下爆破，应进行测试和邀请专家研究确定安全距离。 四、个别飞散物安全距离 爆破（抛掷爆破除外）时，个别飞散物对人员的安全距离不得小于表5的规定； 对设备或建筑物的安全距离，应由设计确定。 表6 ③为防止船舶、木筏驶进危险区。应在上、下游最小安全距离以外设封锁线和信号。 ④当爆破器置于钻井内深度大于50m时，最小安全距离可缩小至20m。 表6 地面爆破器材库或药堆至住宅区或村庄边缘的最小外部距离 注：表中距离适用于平坦地形，当遇到下列几种特定地形时，其数值可适当增减； ① 当危险建筑物紧靠20～30m高的山脚下布置。山的坡度为10～25度时，危险建筑

露天台阶深孔爆破设计

题目一：露天台阶深孔爆破设计 某石灰石矿山采区离民宅最近距离约 300m。该矿山采用露天深孔开采方式，穿孔用 KQGS-150潜孔钻机穿孔，钻孔直径均为 165mm，深孔爆破，台阶高度为 15m，爆破采用塑料导爆管毫秒雷管分段起爆，主要采用硝铵炸药爆破。随着水泥产销量的不断增加，石灰石需求量为年产 480万吨（矿石 200万立方米）。因此，为减小爆破振动，保证居民的生活稳定，同时，又不要影响采矿强度和矿山中长期生产计划。

设计内容1、工程概况 2、爆破参数的确定 3、装药量计算 4、露天爆破台阶工作面的炮孔布置 5、装药、填塞和起爆网路设计 6、爆破安全评估 7、采取的安全防护措施。

1.工程概况 矿山采区离民宅最近距离约 300m。该矿山采用露天深孔开采方式，穿孔用 KQGS-150 潜孔钻机穿孔，钻孔直径均为165mm，深孔爆破，台阶高度为 15m，爆破采用塑料导爆管毫秒雷管分段起爆，主要采用硝铵炸药爆破。随着水泥产销量的不断增加，石灰石需求量为年产 480万吨（矿石 200 万立方米）。因此，为减小爆破振动，保证居民的生活稳定，同时，又不要影响采矿强度和矿山中长期生产计划。平均分 80 次开挖，单次开挖爆破工程量 25000m3，自采场水平挖进约 75m× 22m。 2.爆破参数的确定与装药量计算。根据爆区台阶高度、钻孔直径和岩石性质（石灰石 f 8~10），选择爆破参数 ⑴台阶高度 H=15m ⑵钻孔直径 d=165mm ⑶单耗 q=0.4kg/m3；⑷装药度 e =0.75t/; ⑸孔深装药 T=0.7； ⑹超深 h=15d=12x0.165=1.98m 取 h=2m；钻孔邻近密集系数m=1.2。 ⑺孔深 L=h+H=2+15=17m ⑻底盘抵抗线W d =d7.85 e T=5.5m mq d——孔径， dm； 3； e ——装药密度， kg/m T——装药系数 , T=0.5~0.7； m——炮孔密集系数，一般取

爆破计算公式

爆破计算公式 集团文件发布号：（9816-UATWW-MWUB-WUNN-INNUL-DQQTY-

6.6 爆破参数与爆破图表 6.6.1 爆破参数 （1）单位炸药消耗量 按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K＝0.7～2.5kg/m3，对应断面面 积S＝4m2～20m2，硬质砂岩，岩石完整性 =3～6，以及“电子三所”振动的特殊 要求，拟定进尺1.5米左右。为了确保掏槽效果小导硐取K＝1.8 kg/m3，因小导 洞开挖后凌空面较大，同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取K＝ 1.1 kg/m3 。 （2）每循环爆破总药量的确定 依据Q＝K×L×S (43) 式中：Q：每循环爆破总装药量（kg）； K：炸药单耗量（kg/m3）； L：爆破掘进进尺（m）； S：开挖断面面积（m2）。 小导硐： K＝1.8kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=7.5m2， Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg 次导硐： K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=46.7m2， Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg 扩挖至设计界面： K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=34.2m2， Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg （3）单段最大装药量计算 采用目前国内常用的经验公式：Q=R3（V/K）3/α来确定单段药量初始值。

R-爆破振动的安全距离， V-保护对象所在地质点振动安全允许速度， K、α-与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K＝120，α＝2.0，以最近点居民房（危房）的振速要求为条件，考虑到电子三所的爆破振动影响，按文物要求V＝0.5cm/s，R取25米计算。 Q＝4.2kg 周边施打减震孔可以减震30％～50％，取30％，即单段最大爆破药量为4.2×1.3＝5.46kg，小导硐按此药量进行钻爆设计。 次导洞、隧道扩挖至设计断面爆破时临空面较大，减振效果较好，主要由单段最大药量控制，与总药量无关，按减振50％考虑，即单段最大爆破药量为 5.46×1.5＝8.2 kg，按此药量设计。 6.6.2 爆破图表 小导硐爆破设计、次导硐爆破设计、最后光面爆破设计见下:图27~29和表2~4。

实用文档之爆破计算方法

实用文档之"路基石方开挖爆破方法" 本工程石方开挖涉及两种：半挖半填断面的开挖和全挖断面的开挖，采用深孔（浅孔）松动爆破为主，在设计边坡外预留光爆层采用光面爆破，确保边坡平顺，避免扰动和破坏边岩体。 1、深孔松动爆破法 采用梯段爆破，用9m3潜孔钻机钻孔，孔径90mm ，炮孔按梅花型布置，炸药选用2号岩石硝铵炸药，一般台阶高度H=8.0m 。 1.1爆破参数计算公式 ⑴最小抵抗线长度计算： H m q e l D W ???????? =τ785.0 式中：D 为炮孔直径 △为装药密度(kg/m3)，一般取900; H 为阶梯高度(m)； l 为预计炮孔深度(m)，l =H+h （h 为钻根长度[m]); h 对于岩石取(0.15～0.35)W ，岩石较硬时取上限; τ为装药长度系数（当H<10m 时，τ＝0.6;当H=10～15m 时，τ＝0.5m;当H>15m 时，τ＝0.4m ） e q 为炸药单位消耗量(kg/m3),按下表取值：

m 为炮孔密度系数,一般取0.8～1.2; ⑵每一炮孔的装药量Q （kg ）计算：Q=0.33.e.q.ν=0.33.e.q.a.H.W 式中：ν为每一深孔药包所爆破的岩石体积(m3)。 1.2本项目爆破设计参数（以K29+800-K30+000段为例） 该段95％属于Ⅳ类石方爆破。采用9m3潜孔钻机钻孔，75°孔径90mm ，台阶高度H=4.0m 。岩层为次坚石，用2＃岩石硝铵炸药，各参数计算如下： ⑴最小抵抗线长度确定： 假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=4+0.5=4.5m.取△＝900kg/m3, τ＝0.6,m=1.1,e=1.0,次坚石为六类土，查表得知q 取1.7kg/m3,则抵抗线为 W=0.09x(0.0785x900x4.5x0.6/1x1.7x1.1x4)1/2=1.437 ⑵钻根长:h=0.2W=0.3m= ⑶炮孔深：l=4+0.3=4.3 ⑷炮孔间距：a=W=1.437m ⑸每孔需用药： Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg 1.3最大安全用药量 根据爆破震速控制测算确定最大一段安全用药量。测算公式如下： 3 1 1 Q V K R ???? ??=α 式中：v ——质点垂直震动安全速度，此处取2cm/s ； R ——爆破中心距被保护目标距离（m ）； K 、α——爆破区地形、地质、爆破方法等条件有关的系数和震 波传播衰减系数。此处K 取200, α取1.6； 2、浅孔松动爆破法 对于较浅石方路堑，以及难以采取深孔爆破、开挖规模量小的深路堑，采用浅孔松动爆破。采用梯段爆破，用9m3潜孔钻机钻孔，孔径38mm ，炮孔按梅花型布置，炸药选用2号岩石硝铵炸药，一般台阶高度H=2.0m 。 1.1爆破参数计算公式

露天矿爆破的安全距离

露天矿爆破的安全距离 摘要：露天矿生产常用爆破造成负面影响的主要因素，结合爆破理论，计算出重要因素的影响范围，并对照国家相关标准，进行了验证，对保证矿山的爆破安全，有一定的参考意义。 关键词：深孔爆破；地震波：空气冲击波；个别飞石；危险半径；炸药氧平衡 露天矿爆破一般来讲主要包括4种形式，即深孔大爆破、浅孔拉底爆破、覆土爆破以及边坡处理特种爆破。从安全角度来讲，这几种爆破并非装药量越大，危险性就越大，而是要根据爆破所能产生的个别飞石远近、爆堆移动距离、伤害性冲击波范围来具体确定危险半径的。露天矿为了生产，必须要进行爆破，而爆破时必须要把危险区域内的人员和设备撤离出去，爆破后人员设备还要返回到作业岗位。因而爆破势必会造成采场局部或整个采场短时间的停产影响。危险半径小，恢复生产快一些；危险半径大，恢复生产慢一些。因而，合理划定危险半径，既能保证人员设备避免爆破伤害，又能尽快恢复生产，对露天矿爆破而言，特别对采掘到深部，空间狭小的矿山，显得非常重要。 1 露天矿爆破危害简析 一般情况下，露天矿的4种生产爆破，以深孔大爆破运用最多，覆土爆破次之，拉底爆破再次，边坡处理特种爆破使用频率最少。在实际生产中，有的露天矿存在大爆破质量问题，导致覆土爆破和拉底爆破使用频率大于深孔大爆破的使用频率，不足为怪。 4种爆破中，相对而言，深孔爆破的一次装药量大，爆破规模也大，产生的爆破地震波最大，爆破飞石多，但散逸距离较小，飞石易于控制，

爆破释放的气体最多，伤害性空气冲击波范围较小。因而，深孔爆破的警戒范围划定中，应重点考虑地震波和飞石的影响。爆破释放的有毒有害气体问题，由于现今使用的炸药的氧平衡基本都能达到零氧平衡，甚至偏于正氧平衡，加之露天爆破，释放空间大，达不到对人有大的伤害程度。 覆土爆破的空气冲击波最大，地震波最小，个别飞石细小但不易控制，在爆破的警戒范围划定中，应重点考虑冲击波和飞石对周围环境的伤害。 拉底爆破的空气冲击波和地震波都比较小，但由于拉底部位的岩石破碎度裂隙度难以探明，因而其飞石最难控制，在爆破的警戒范围划定中，应重点考虑、飞石对周围环的破坏。 边坡处理爆破属于特种爆破，由于爆破位置位于高灶，一般来讲，飞石散布范围较广，警戒范围要针对具体情况进行设计，无一般规律。 2 确定爆破危险半径的理论依据 2.1 爆破地震安全距离的确定爆破地震主要影响爆区附近的建筑物、边坡、地下井巷的安全，安全距离取决于建筑物构筑物的抗震能力和同时起爆的炸药量的大小，经验公式如下： 式中：R ---危险半径，m; K、α---与介质、场地条件有关的常数，由试验确定： v---建筑物、构筑物的安全振动速度，cm/s; Q---同时起爆的炸药量，kg 2. 2 爆破冲击波安全距离的确定 露天爆破的空气冲击波与炸药的爆破方式紧密相关，深孔爆破安全距离可根据以下公式确定： 式中：R---空气冲击波的安全距离，m ;